刘晓威 钟旭东
(1.山东科技大学能源与矿业工程学院,山东 青岛 266510;2.临沂矿业集团菏泽煤电有限公司郭屯煤矿,山东 郓城 274700)
煤炭资源在我国能源使用中占比60%~70%,当今阶段依旧是我国工业基石能源[1-3]。随着我国煤炭需求量不断提高,煤炭的开采逐渐由浅部向深部进行转移[4]。锚杆支护由于其有效性和经济性,巷道支护过程中锚杆的使用量不断增加[5]。众多学者针对巷道控制问题进行研究并取得了成果,然而针对不同的围岩特征需要提出不同的支护方案[6]。邵寨煤矿运输顺槽大埋深、高应力、低围岩承载的条件下,巷道掘进后变形严重,不能满足巷道稳定性要求,掘进之后易片帮和冒顶。为进一步维持巷道稳定性,通过理论设计和数值模拟,进行了锚杆锚索联合支护参数的优化设计,可为相似工程提供参考。
1502 工作面运输顺槽设计走向长1780 m,布置在侏罗系中统延安组5#煤层中,埋深650 m,顶底板分别为粉砂岩及砂质泥岩。巷道沿煤层顶板走向掘进,宽5.5 m,高3.5 m。原支护采用Φ18 mm×2000 mm 螺纹钢锚杆控制能力不佳。为避免巷道变形影响运输工作,需对支护参数进行优化设计。
2.1.1 锚杆长度
按悬吊理论,锚杆长L可由下式计算:
式中:L1为锚杆外露长度,m;L2为锚杆内部负责与岩石进行结合固定的长度,m;L3为锚杆顶部与内固结合的端头长度,m。
根据工程实际,选取L1=0.20 m;L3=0.7 m。用普氏自然平衡拱理论确定松动破碎区的高度时,L2应等于普氏免压拱的高度:
式中:f为岩石普氏坚固性系数,根据地质工程手册知f=3;B为开挖巷道的宽度,B=5 m;φ为岩体内部的摩擦角,此处φ=33°。故由式(2)计算可知L2=0.83 m,此处取整数,L2=1 m。代入式(1)得,L=1.9 m。取L=2.0 m。
2.1.2 锚杆直径
根据锚杆的整体承重与锚杆锚固力相等的原则,计算锚杆的直径D为:
式中:Q为由实验求得的锚固力,Q=90 kN;σt为锚杆整体材料的对抗拉力的强度,取σt=380 MPa。代入式(4)中得到D≈0.017 m=17 mm,结合实际情况选用直径D=20 mm。
2.1.3 锚杆间排距
依据单根锚杆悬吊力,求取锚杆的间距s1、排距s2,通常把锚杆按照一定相等的距离排列:
式中:Q为锚固力,Q=90 kN;K为锚杆稳定因数,一般取K=1.5~2,出于安全考虑,K取值为2;γ为容重,γ=20 kN/m3;L2为锚杆内固长度,L2=1.0 m。代入式(5)中计算得到s1=s2≈1.5 m。故锚杆每行的间隔距离为1.0 m,又因巷道顶板掘出宽度为5.5 m,故顶板布置的锚杆数量为一排5根,其中顶角位置间距为0.75 m。
帮锚杆选用直径为20 mm,长度为2 m,间排距为1000 mm×800 mm。因为巷道高度为3.5 m,所以巷帮一排布置3 根锚杆,其中顶角位置间距为0.75 m。
2.3.1 锚索长度
式中:L为锚索整体的长度,m;La为锚索打入牢固层并发挥作用的部分杆体长度,m;Lb为需要将不牢固岩体固定于牢固层的长度,取3 m;Lc为锚索尾端上的托盘和索具的厚度,取0.1 m;Ld为需要在尾部向外露出用来拉张的长度,取0.3 m。
式中:K为稳定因数,取K=2;d1为锚索的直径,d1=18 mm;fa为钢丝绞合线抵抗拉张力的强度,试验得fa=1860 N/mm²;fc为锚索与锚固用的药剂相互之间黏合的强度,取10 N/mm²。
把数据代入式(8)可求得:La≥1.67 m,把La代入式(7)可求得:L=5.07 m。
根据上述计算结果,再结合该矿实际岩层地质情况,煤层直接顶厚为3.0 m,为使直接顶与粉砂岩固定,因此设计锚索长度L=7 m。
2.3.2 锚索间排距
锚索的每行的间隔距离a索1应根据锚杆的每行的间隔距离确定,在该巷道的顶板每一排设置4根锚杆,所以每一排的锚索应打入3 根,间距a索1=1.5 m。锚索每排的间隔距离按下式计算:
式中:L为锚索每两排之间的距离间隔,m;B为巷道最大跨顶宽度,5.5 m;H为巷道垮落高度,按最严重垮落高度取3.5 m;γ为岩体容重,20 kN/m3;L1为锚杆每排的间隔距离,1.5 m;F1为锚杆固定岩体的力,80 kN;F2为锚索最大承受岩石重量的载力,取300 kN;θ为顶板两端锚杆与巷道顶板的夹角,90°;N为锚索排数,取1。把数据代入式(8)可求得L=0.9 m。
根据上述计算结果,结合该矿实际情况设计锚索排距取L=1.0 m。
2.3.3 锚索锚固长度:
式中:P0为单一的每根帮锚杆最小锚杆固定岩体的力,取150 kN;φ为锚索直径,取17.8 mm;C0为药卷作用并黏结于周围岩体的强度,取1.5 MPa。通过式(9)计算锚固长度为l1=1.789 m。
对1502 运输顺槽进行锚杆锚索联合支护。顶板采用5 根锚杆加3 根锚索的布置形式,左右顶角锚杆采用垂直入顶的方式布置;左帮采用3 根锚杆,顶角锚杆采用垂直入帮的形式,右帮锚杆布置形式同左帮。
为验证优化后的联合支护方案的有效性,运用FLAC3D建立数值模拟模型。建立模型的尺寸为50 m×45 m×50 m,其中网格数量为280 000 个、节点个数为294 009 个,采用摩尔—库伦准则。模型的边界条件设置如下:模型底部设置固定,在X 方向上左右表面位移设置为0。岩性参数见表1。
表1 岩性参数表
3.2.1 顶板情况分析
模拟巷道支护过程,开始支护顶板压应力缓慢增加应力开始集中于顶板,之后顶板压应力逐渐升高,巷道顶板岩层逐渐开始下沉如图1、图2,顶板最大下沉值为50 mm,在合理范围内。
图1 支护顶板应力图
图2 支护顶板下沉图
3.2.2 两帮情况分析
锚杆、锚索对巷道进行支护后,X 轴水平应力作用于锚杆、锚索上,两帮在水平方向上X 轴应力降低,两帮水平偏移量减少,最大偏移值100 mm,如图3、图4。
图3 支护X 轴应力图
图4 支护两帮偏移图
对1502 运输顺槽进行掘进后布置锚杆锚索支护,并在巷道顶板与两帮布置测点用以监测下沉与偏移值。根据监测数据做出巷道顶板及两帮变化规律,如图5。
图5 工程实测变化规律图
在巷道掘进初期,原岩应力发生变化,应力集中作用于巷道,变形明显,变化速率较高,在掘进35 d 之后下沉值与偏移量逐渐增到最大值,直到掘进43 d 时顶板下沉值达到最大的53 mm,两帮偏移量为103 mm。此后,巷道基本趋于稳定,说明支护优化设计合理,可保持巷道的稳定性。
1)为维持巷道的稳定,应用理论计算得到锚杆锚索联合支护参数。
2)通过数值模拟和现场实测的对比分析,得出使用该联合支护方案后,对巷道变形具有良好的控制效果。该联合支护方案可以为其他类似情况提供参考。